任啟寒,徐遵玉,陳 成
(1.瓦斯災(zāi)害監(jiān)控與應(yīng)急技術(shù)國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,重慶 400037;2.中煤科工集團(tuán)重慶研究院有限公司,重慶 400037;3.鄂爾多斯市華興能源有限責(zé)任公司,內(nèi)蒙古 010321)
西部礦區(qū)準(zhǔn)格爾煤田地質(zhì)構(gòu)造簡(jiǎn)單,煤層傾角平緩,賦存穩(wěn)定,開(kāi)采條件優(yōu)越。區(qū)內(nèi)淺埋深煤層上覆巖層的基巖風(fēng)化帶及其上部的粘土層、砂礫層,井工開(kāi)采過(guò)程礦壓顯現(xiàn)劇烈,支架工作阻力普遍較大,易發(fā)生煤壁片幫、冒頂及支架壓死等問(wèn)題[1,2],且在嘗試提高支架工作阻力后,在周期來(lái)壓期間階段,仍存在安全閥頻繁開(kāi)啟現(xiàn)象[3,4]。
針對(duì)西部礦區(qū)淺埋煤層綜放開(kāi)采覆巖結(jié)構(gòu)特征及采場(chǎng)礦壓顯現(xiàn)規(guī)律,文獻(xiàn)[5,6]分析了影響淺埋煤層礦壓顯現(xiàn)影響因素,推導(dǎo)了初次來(lái)壓步距和周期來(lái)壓步距的計(jì)算公式,并進(jìn)行了現(xiàn)場(chǎng)驗(yàn)證;文獻(xiàn)[7]采用相似模式試驗(yàn)研究了淺埋煤層覆巖破壞特征及支承壓力分布規(guī)律;文獻(xiàn)[8-13]分析了淺埋煤層采場(chǎng)礦壓顯現(xiàn)規(guī)律。
以往研究主要針對(duì)淺埋煤層開(kāi)采條件,對(duì)于深埋特厚煤層綜放開(kāi)采礦壓顯現(xiàn)規(guī)律方面的研究較少。華興能源有限責(zé)任公司唐家會(huì)煤礦首采F61101工作面埋深超過(guò)500m,鄰近礦井綜放采場(chǎng)頂板周期來(lái)壓期間出現(xiàn)支架安全閥頻繁開(kāi)啟現(xiàn)象。為了保證類似條件下工作面安全高效開(kāi)采,以F61101工作面為研究對(duì)象,對(duì)采場(chǎng)圍巖應(yīng)力演化規(guī)律、覆巖結(jié)構(gòu)特征及礦壓顯現(xiàn)規(guī)律進(jìn)行分析。
唐家會(huì)煤礦F61101綜放工作面走向長(zhǎng)度951m,傾向長(zhǎng)度220m,工作面埋深為468.9~570.7m,平均埋深為520m。該面主采的6#煤層煤厚為9.64~21.7m,平均煤厚為16.1m;煤質(zhì)較硬,局部含2~3層夾矸,賦存穩(wěn)定,為近水平煤層。
老頂主要為中砂巖,平均厚度為10.7m,泥質(zhì)膠結(jié),呈次棱角狀分選性差;巖石抗壓強(qiáng)度為23.9~71.1MPa,抗拉強(qiáng)度為1~3.21MPa,孔隙率在4.16~14.45,巖性較脆。直接頂主要為細(xì)砂巖,平均厚度12.6m,局部夾砂泥巖薄層,夾煤線條痕;巖石抗壓強(qiáng)度為48.2~71.6MPa,抗拉強(qiáng)度為1.21~4.41MPa,孔隙率為7.06~7.57,巖性較脆。直接底主要為泥巖,平均厚度6.1m。老底主要為砂質(zhì)泥巖,平均厚度4.7m。
工作面設(shè)計(jì)采高為4.0m,采放比為1∶3,工作面支架型號(hào)為ZF18000/28/45型。
為了研究F61101綜放采場(chǎng)圍巖應(yīng)力演化規(guī)律,建立FLAC3D模型長(zhǎng)×寬×高=600m×400m×218m,模型采用Mohr-Coulomb塑性屈服準(zhǔn)則求解。模擬工作面寬度為220m,埋深為520m,模型兩側(cè)、底部邊界分別限制水平位移及垂直位移;未能模擬的巖層通過(guò)在模型上邊界施加的垂直載荷進(jìn)行替代。
通過(guò)數(shù)值模擬得出工作面推進(jìn)過(guò)程中采場(chǎng)圍巖應(yīng)力分布情況,如圖1所示。煤層開(kāi)采在采空區(qū)上方形成較大的卸壓區(qū)域,支承壓力向采空區(qū)四周煤巖體轉(zhuǎn)移,采場(chǎng)前方及采空區(qū)后方5~15m范圍形成應(yīng)力集中區(qū),應(yīng)力集中系數(shù)最大達(dá)到1.9。
圖1 沿采場(chǎng)傾向方向圍巖應(yīng)力分布規(guī)律
沿工作面傾向方向支承壓力呈對(duì)稱分布,工作面上方為卸壓區(qū),兩端為應(yīng)力集中區(qū),應(yīng)力集中系數(shù)為1.7。
隨著工作面不斷向前推進(jìn),沿工作面走向方向采場(chǎng)支承壓力總體上呈不斷增大趨勢(shì),沿工作面傾向方向采場(chǎng)支承壓力呈對(duì)稱分布規(guī)律。
采用KJ345型煤礦液壓支架監(jiān)測(cè)監(jiān)控系統(tǒng)測(cè)定支架工作阻力及頂板來(lái)壓情況,在1#、8#、16#、24#、32#、40#、48#、56#、64#、72#、80#、88#、96#、104#、112#、122#液壓支架各安裝一塊壓力傳感器,在整個(gè)工作面布置16條測(cè)線,每條測(cè)線布置一個(gè)測(cè)站,共裝16塊壓力表,將工作面采集的壓力數(shù)據(jù)傳輸?shù)接?jì)算機(jī)進(jìn)行數(shù)據(jù)處理。工作面支架阻力及超前支承壓力監(jiān)測(cè)如圖2所示。
圖2 支架阻力及超前支承壓力監(jiān)測(cè)
3.1.1 初次來(lái)壓判據(jù)
基本頂周期來(lái)壓分析以支架的平均循環(huán)末阻力與其均方差之和作為判斷頂板周期來(lái)壓的主要指標(biāo)。數(shù)據(jù)計(jì)算的公式為:
頂板來(lái)壓依據(jù):
3.1.2 初次來(lái)壓情況
通過(guò)F61101工作面礦壓進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè),得出工作面上、中、下部初次來(lái)壓壓力閥值分別為34.1MPa、32.1MPa、32MPa,來(lái)壓步距分別為38.8m、26.9m、38.6m,平均來(lái)壓步距為37.6m,初次來(lái)壓期間工作面伴隨有煤壁片幫和工作面頂板淋水現(xiàn)象,垮落的頂煤對(duì)頂板具有支撐作用,頂板初次來(lái)壓期間礦壓顯現(xiàn)不明顯。工作面初次來(lái)壓期間循環(huán)末阻力曲線如圖3所示。
圖3 工作面支架循環(huán)末阻力曲線
初次來(lái)壓期間液壓支架工作阻力為8206.5~17546.6kN;來(lái)壓前液壓支架的平均工作阻力為10609.6kN,來(lái)壓時(shí)平均工作阻力為13738kN,初次來(lái)壓動(dòng)載系數(shù)在1.27~1.31。
周期來(lái)壓期間,采場(chǎng)上部來(lái)壓步距在5.2~19.1m,中部來(lái)壓步距在6.1~18m,下部來(lái)壓步距在5.3~15.7m,采場(chǎng)平均周期來(lái)壓步距9.9m。受采場(chǎng)兩巷錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)影響,兩巷上方頂板垮落較慢,導(dǎo)致采空區(qū)中部來(lái)壓較快,并向兩巷方向發(fā)展。來(lái)壓期間,都伴隨有淋水和片幫現(xiàn)象。
周期來(lái)壓前液壓支架的阻力范圍為7299.7~17002.5kN,平均為12151.1kN;來(lái)壓時(shí)液壓支架阻力范圍為9612.1~18861.4kN,平均14236.7kN。工作面來(lái)壓動(dòng)載系數(shù)范圍為1.21~1.54,工作面上部平均動(dòng)載系數(shù)為1.27,中部平均動(dòng)載系數(shù)為1.27,下部平均動(dòng)載系數(shù)1.28。
工作面液壓支架最大工作阻力范圍為11092.7~14362kN,平均最大工作阻力為12955.4kN。支架工作阻力分布如圖4所示。
圖4 工作面推進(jìn)過(guò)程中支架工作阻力分布
工作面不同階段礦壓參數(shù)見(jiàn)表1,初采、正常區(qū)域回采及異?;夭刹蓤?chǎng)的推進(jìn)速度具有差異性;工作面推進(jìn)至80~120m范圍內(nèi)時(shí),采場(chǎng)推進(jìn)速度增加,產(chǎn)煤量增大,同時(shí)采場(chǎng)支架工作阻力明顯升高,部分支架下縮量超過(guò)40cm,煤壁片幫深度超過(guò)1.2m,礦壓顯現(xiàn)較為劇烈,不均勻放煤及推進(jìn)速度增加導(dǎo)致采場(chǎng)出現(xiàn)礦壓顯現(xiàn)異常情況。
表1 工作面不同階段礦壓參數(shù)比較
在工作面推進(jìn)速度較快時(shí),周期來(lái)壓步距較大,頂煤及頂板對(duì)支架時(shí)間長(zhǎng),動(dòng)載系數(shù)小。工作面回采至80~125m期間共經(jīng)歷4次周期來(lái)壓,平均周期來(lái)壓步距10.9m。
根據(jù)圖5和圖6所示的工作面回風(fēng)巷超前液壓支架及運(yùn)輸巷單體支柱受力情況可知,超前支承壓力峰值距離煤壁較近,多分布在煤壁前方7~10.5m,最大應(yīng)力集中系數(shù)為1.8,與數(shù)值模擬結(jié)果基本相符。
圖5 回風(fēng)巷超前液壓支架受力分布
圖6 運(yùn)輸巷超前支護(hù)壓力分布
在工作面推進(jìn)過(guò)程中對(duì)地表沉降進(jìn)行觀測(cè),地表沉降曲線如圖7所示,由圖7可知,工作面推進(jìn)300m左右時(shí),地表最大沉陷高度為822mm。
圖7 地表沉降曲線
結(jié)合工作面地質(zhì)概況及頂板礦壓顯現(xiàn)特征可知,基本頂平均周期來(lái)壓步距與基本頂平均厚度之間比值接近為0.93,上方頂板的懸臂長(zhǎng)度較短。因此,深埋弱粘結(jié)頂板厚煤層綜放采場(chǎng)開(kāi)采條件下,采場(chǎng)覆巖無(wú)法形成“砌體梁”結(jié)構(gòu),頂板粘結(jié)性弱,周期來(lái)壓步距較短,采場(chǎng)礦壓顯現(xiàn)總體上呈現(xiàn)出靜壓大、動(dòng)壓小的特點(diǎn),局部存在礦壓異?,F(xiàn)象。
結(jié)合采場(chǎng)覆巖結(jié)構(gòu)特征及垮落特征,建立應(yīng)力拱力學(xué)模型[14-16],如圖8所示。應(yīng)力拱的前拱腳作用在采場(chǎng)支架及頂板上,后拱腳作用在采空區(qū)垮落煤巖體上,q0載荷包括拱體外覆巖重量,拱頂q0載荷經(jīng)拱線傳遞至兩拱腳上面,側(cè)向載荷q1、q2主要有破碎巖體碎脹作用引起,h為拱高;2a為兩拱腳之間距離。
圖8 應(yīng)力拱受力模型
應(yīng)力拱水平方向平衡條件是拱跡線ACB所在截面上的彎矩M和剪力Q均為0,拱具有對(duì)稱性,現(xiàn)僅分析AC段平衡,則C截面上面存在拱頂水平推力TC,由于拱內(nèi)巖體松散煤巖體,提供的支撐力較小,分析是忽略其影響。
TA=NAf=q0af
(7)
q0=γ(H-h),q1=λq0,q2=λγH
(8)
式中,TC為拱頂C截面的水平力,kN;f為煤巖體的摩擦因數(shù);H為采深,m。
由式(5)—式(8)聯(lián)立可解得:
根據(jù)式(6)拱高的發(fā)育與拱的跨度、覆巖埋深、側(cè)壓系數(shù)有很大的關(guān)系。式(9)中a可表示為[12]:
a=L控+l+2Mtan(45-φ/2)
(10)
式中,L控為支架控頂距,m;l為周期來(lái)壓步距,m;φ為拱內(nèi)松散巖塊內(nèi)摩擦角,(°);M為煤層采厚,m。
當(dāng)H=520m,λ=0.5,f=0.3,l=9.9m,M=16.1m,φ=15°,L控=6.5m時(shí),計(jì)算得a=41.2m,代入式(9),可以得出應(yīng)力拱發(fā)育高度h=35.3m。當(dāng)γ=2.6t/m3,支架寬度b=1.75m,頂煤厚度h頂煤=12.1m,重力換算單位g=10kN/kg,計(jì)算支架應(yīng)承受的靜載荷為F:
F=(h+h頂煤)×L控×b×γ×g=14018.6kN
(11)
根據(jù)壓力拱理論計(jì)算支架承受的理論靜載荷與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)相符。
1)特厚煤層綜放采場(chǎng)頂板巖體孔隙率高,膠結(jié)性差,采場(chǎng)來(lái)壓期間動(dòng)載系數(shù)小,支架承受的靜壓較大。
2)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)采場(chǎng)初次來(lái)壓步距為37.6m,平均周期來(lái)壓步距為9.9m,超前應(yīng)力集中區(qū)位于工作面前方7~10.5m范圍內(nèi)。
3)采用壓力拱理論計(jì)算了支架承受的理論靜載荷,計(jì)算結(jié)果與實(shí)際相符。